杨营煤矿巷道支护参数的分析及评价

刘培海 刘 辉 孙立田 王建亭 李登月

(肥城矿业集团 杨营能源有限责任公司，山东 梁山272600)

0 前言

在巷道支护参数分析及评价方面，杨营煤矿首先按照理论方法计算锚喷支护参数，然后采用数值模拟手段对支护参数进行模拟分析，预测支护参数是否科学合理，最后结合现场实践情况，对锚喷支护巷道的参数设计及其支护效果进行综合评价。

1 支护效果的数值模拟评价

1.1 依托巷道概况

1.1.1 巷道基本概况

本巷道为杨营煤矿井底车场水仓及通道，巷道设计长度：内水仓全长236.7m、外水仓全长351.1m，水仓联络巷47.192m，工程量共计635m。依次穿过九灰及九灰底板细砂岩、十灰及十灰顶板泥岩。九灰及其底板砂岩由一层灰岩和一层砂岩组成，总厚度8.43m； 灰岩厚0.83m，为薄层灰岩，岩性致密，见溶蚀现象，裂隙较发育，裂面见方解石细脉；砂岩总厚7.60m，泥质胶结，裂隙不发育。十灰+岩浆岩含水层由一层灰岩和一层岩浆岩组成，总厚度17.4m；灰岩厚6.20m，为厚层灰岩，岩芯较完整，局部裂隙较发育；岩浆岩厚11.20m，中细粒结晶结构，局部裂隙发育，局部破碎。

1.1.2 巷道形状及支护方案

水仓巷道为一条直墙半圆拱形岩石巷道。巷道荒宽4.1m，荒高3.65m。支护方式采用锚、网、索、喷联合支护。计算依托巷道的支护参数如下：

（1）依据单体锚杆悬吊理论，锚杆长度可由以下公式进行计算：锚杆长度l=l1+KH+l2，取2400mm；

式中：l 为锚杆长度，m；K 为安全系数（一般取2）；l1为锚杆外露长度，m，取决于锚杆类型及构造要求等，一般取0.15m；H 为软弱岩层厚度，m；l2为锚杆锚固长度，m。

（2）根据锚杆杆体的抗拉力等于锚杆实际锚固力确定锚杆体直径：

式中： L 为巷道顶板朝着工作面方向暴露长度，cm；m 为锚固的岩层厚度，cm；N 为在顶板暴露长度L、 宽度为1m 的顶板面积上锚杆的根数；r 为岩体容重，kN/cm3。

（3）依据锚杆悬吊作用理论，计算锚杆间距公式如下：

式中：a 为锚杆间距，m；γ 为岩石平均容重，kN/m3；k 为应力集中系数；l 为被锚固岩体的长度，m。

（4）锚索长度的确定，大多依靠经验和工程类比。但以下理论公式可作为参考依据：

锚索长度La=la1+la2+la3=6.25m，取6300mm；

式中：la为锚索长度，m；la1为锚索外露长度，取0.3m；la2为锚索有效长，m；la3为锚索锚固长度，取2.0m。

（5）喷射混凝土厚度主要由粘结条件所控制，其计算公式可以简化如下：

式中：h 为喷射混凝土厚度，cm；u 为危岩周边长度，cm；G 为危岩重量，kg；K 为计算安全系数，一般取3.0；RLu为喷射混凝土的计算粘结强度，MPa。

结合实际情况及工程经验，锚杆选用高强预应力锚杆，规格为Φ20×2400mm，均匀布置，间排距为950×900mm。金属网网片由Φ6mm钢筋焊制，网格100×100mm，网片规格1400×1000mm。锚索型号Φ17.8×6300mm，锚索间排距2750×2750mm，在拱部布置2 根。混凝土强度等级标号C20，喷厚150mm。

1.2 数值模型的建立

实测杨营煤矿原岩应力场的第一主应力为水平应力，最大水平主应力约为垂直应力的1.31 倍，最大水平主应力为最小水平主应力的2.39～2.97 倍，垂直应力与按照上覆岩层厚度和容重计算的垂直应力相近。不考虑地下水活动的影响，模型左右两侧限制水平位移, 底部限制垂直移动,顶边界施加竖向初始应力。进行网格划分后的几何模型如图1 所示。

1.3 数值模拟参数

计算模型的岩层组物理力学性质指标从上往下见表1。

岩组编号抗拉强度(MPa)1 粉砂岩 26.2 3.5 0.24 2.0 36 1.7 2 砂质泥岩 25.9 3.05 0.18 2.12 32 1.06 3 泥岩 25.5 2.68 0.31 1.23 28 1. 03 4 石灰岩 24.8 2.5 0.34 0.90 32 1.0 5 砂质泥岩 26.2 3.25 0.19 2.24 35 1.11 6 细砂岩 25.4 4.0 0.25 2.64 40 2.0 7 泥岩 25.8 2.39 0.30 1.53 29 1.06岩组名称容重(KN/m3)弹性模量(GPa)泊松比μ粘结力(MPa)内摩擦角（°）

1.4 模拟结果与分析

1.4.1 应力计算结果

在底板围岩内部出现了小范围的拉应力，受拉区厚度约为0.1m，量值很小，最大拉应力为0.89Mpa；顶拱以及两侧边墙没有出现拉应力区。最小主应力图见图3，由图可见，巷道四周大部分围岩处于受压状态，最大压应力的量值也不大。因此，支护后的应力分布较为有利巷道的稳定。

1.4.2 位移结果

巷道周边位移量值都不大，两侧边墙的位移值比顶底板位移值大，且左侧边墙大于右侧边墙，左侧边墙处位移值最大为14.8mm；巷道底板处位移量值小于顶板，顶板处位移量值约为10mm，而底板只有4mm。对于煤矿巷道而言，上述变形量值均不大。

1.4.3 塑性区分布与锚杆受力分析

巷道周围出现不同程度的塑性区。顶拱围岩的塑性区厚度最大，约为1.6m，底板、右侧边墙、左侧边墙分别为1.5m、1.4m、1.2m。

对于锚杆、锚索受力，由数值计算结果可知：顶拱中心锚杆轴力为103.54kN，其余位置锚杆的轴力从93.3kN 到102.0kN 大小不等；左侧边墙锚杆轴力为105.6kN；右侧边墙锚杆轴力为119.2kN 左右；锚索轴力最大值为442.9kN。由此可见，锚杆、锚索的轴力都在正常范围。同时可见，岩层条件比较好的位置，锚杆受力较小，岩层条件较差的位置，锚杆受力相对较大。

从整体上来看，支护结构受力适中，充分发挥出了应有的锚固作用，且锚杆、锚索穿透塑性区锚固在稳定岩层上，有效的控制了巷道围岩的变形及破坏。

2 设计方案实践反馈

杨营煤矿井底车场水仓及通道施工2 年后，整条巷道没有出现片帮、冒顶现象，锚杆、锚索受力没有出现失效破坏。实践证明，本支护方案是成功的。

3 结论

3.1 本文介绍的支护参数理论设计方法非常适合杨营煤矿，依据此方法可以计算出较为合理的支护参数，可以保证杨营煤矿巷道的安全使用；

3.2 数值模拟是在支护参数应用于实践之前很好的检验方法，可为优化支护参数合理设计提供依据，是锚喷支护参数检验的有效途径；

3.3 理论计算、数值模拟及现场实践相结合的体系是一套非常科学、合理的支护参数分析及评价体系，可以很好的预测巷道的变形情况以及支护效果，确保巷道的长期安全使用。

［1］康红普,王金华,林健.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].煤炭学报，2010，35(11)：1809-1814.

［2］郑海建,李正刚.深部矿井巷道支护参数优化可行性分析[J].山东煤炭科技，2012(4)：127-128.